Weryfikacja doboru obudowy kotwowej w warunkach zaburzeń tektonicznych w kopalni Lubin

Transkrypt

1 55 CUPRUM Czasopismo Naukowo-Techniczne Górnictwa Rud nr 4 (73) 2014, s Weryfikacja doboru obudowy kotwowej w warunkach zaburzeń tektonicznych w kopalni Lubin Tomasz Kozłowski 1), Jan Kudełko 1) 1) Politechnika Wrocławska, Wydział Geoinżynierii, Górnictwa i Geologii, Na Grobli 15, Wrocław, tomasz.kozlowski@pwr.edu.pl, jan.kudelko@pwr.edu.pl Streszczenie Artykuł porusza zagadnienia związane z zabezpieczaniem i utrzymaniem wyrobiska górniczego w warunkach zaburzeń tektonicznych. Niezbędne jest staranne dobranie obudowy, uwzględniające wszystkie negatywne czynniki, aby zapewnić jej stateczność. W głównej mierze decydującymi elementami są parametry fizyczne i mechaniczne górotworu, a także występujące w nim zaburzenia tektoniczne. Ilość danych, którymi dysponuje projektant, wymusza zastosowanie narzędzi umożliwiających wykonanie jak największej liczby analiz, w tym przypadku najlepsze możliwości stwarzają metody numeryczne. W artykule wykorzystano informacje pochodzące z otworu badawczego, obejmujące skały budujące strop i spąg wyrobiska korytarzowego. Obliczenia przeprowadzono z wykorzystaniem metody elementów skończonych. Słowa kluczowe: górnictwo rud miedzi, ZG Lubin, obudowa kotwowa, dobór obudowy, modelowanie numeryczne, metoda elementów skończonych Verification of selection the rock bolt support in condition of tectonic disturbance in Lubin mine Abstract An article discusses issues related to the protection and maintenance of mining excavation in condition of tectonic disturbance. It is necessary to carefully select the rock bolt support, taking into account all the negative factors to ensure its stability. Mainly the decisive elements are the physical and mechanical properties of the rock mass, as well as appearing in the tectonic disturbances. The amount of data available to the designer, enforces the use of tools to perform as many analyzes, in this case the best opportunities for creating numerical methods. The article uses information from the exploratory bore-hole, including rocks building roof and floor in dog heading. Calculations were performed using the finite-element method. Key words: copper ore mining, Lubin mine rock bolt support, numerical method, finiteelement method Wstęp Różnorodność zjawisk występujących w górotworze, będących następstwem ruchów skorupy ziemskiej oraz działalności górniczej, jest jednym z głównych czynników wpływających na utrzymanie wykonanych wyrobisk, a także dobór odpowiedniej

2 56 obudowy. Bezpośrednie badania oraz stosowanie bardzo skomplikowanych modeli mechanicznych pozwala wprawdzie na ich ocenę zarówno jakościową, jak i ilościową, jednak nie zawsze takie postępowanie jest skuteczne. Wymagane jest bowiem wykonanie dużej liczby pomiarów, a wyprowadzone na ich podstawie ogólne zależności matematyczne budzą wątpliwości i nie mogą być jedyną podstawą planowania bezpiecznie i racjonalnie prowadzonych wyrobisk górniczych. Z przedstawionych powyżej względów, do określania zmian w górotworze, spowodowanych naruszeniem jego równowagi pierwotnej, stosuje się metody, polegające na matematycznym ich ujęciu, które uwzględniałyby możliwie największą ilość cech strukturalnowytrzymałościowych masywu skalnego. Takie podejście umożliwia dobór odpowiedniej obudowy dla danych warunków oraz pozwala na zbadanie pracy układu obudowagórotwór w zmieniających się warunkach naprężeniowo-odkształceniowych. Niedogodnością w projektowaniu obudowy zabezpieczającej wyrobiska górnicze są zaburzenia tektoniczne, występujące w górotworze, a tworzą je uskoki, sfałdowania, spękania, nieciągłości oraz intruzje. Próby uwzględnienia tych zjawisk w zadaniach mechaniki górotworu związane są z niezbędnymi, obszernymi oraz pracochłonnymi badaniami. Istotną trudnością jest odpowiednie zamodelowanie schematów obserwowanych w naturze. Rozpoznanie lokalizacji zaburzeń tektonicznych, zasięgu oraz parametrów fizycznych i mechanicznych skał występujących w otoczeniu zjawiska pozwala na uniknięcie zagrożeń i zminimalizowanie ich negatywnego wpływu na pracę układu obudowa-górotwór. 1. Warunki geologiczno-górnicze w kopalniach rud miedzi LGOM Wszystkie złoża rud miedzi, eksploatowane aktualnie przez KGHM Polska Miedź S.A. na obszarze Legnicko-Głogowskiego Okręgu Miedziowego, należą do jednostki geologicznej zwanej monokliną przedsudecką, która znajduje się w południowo- -zachodniej części Polski i graniczy bezpośrednio: od zachodu z perykliną Żar, od wschodu z monokliną śląsko-krakowską, od południowego zachodu z blokiem przedsudeckim, od północnego wschodu z synklinarium szczecińsko-łódzkim [6]. Monoklinę przedsudecką tworzą skały osadowe, a jej podłoże zbudowane jest również z proterozoicznych skał krystalicznych. Powstanie warstw, zawierających bilansowe zasoby rud miedzi, datuje się na okres permu. Niezależnie od zasięgu pionowego warstw strop złoża zbudowany jest ze skał dolomitowo-wapiennych dolnego cechsztynu, a spąg z piaskowców czerwonego spągowca. Miąższość bilansowa w zależności od lokalizacji wynosi od kilkudziesięciu centymetrów do nawet kilkunastu metrów. Warstwy monokliny przedsudeckiej nachylone są pod kątem około 3-5. Głębokość zalegania warstw zwiększa się wraz z kierunkiem północno-wschodnim [1, 6]. 2. Wpływ zaburzeń tektonicznych na wytrzymałość skał Ośrodki skalne w obrębie LGOM charakteryzują się dużą anizotropią. Nie wynika to tylko ze zmienności litologii skał w obrębie złoża, czyli obecności skał węglanowo- -wapiennych, piaskowców, łupków i innych [6]. Przez występowanie zaburzeń (tj. spękania i szczeliny wypełnione spoiwem) skały zróżnicowane są również pod względem

3 57 właściwości mechanicznych. Ma to negatywny wpływ na stateczność wykonanych wyrobisk oraz zapewnienie bezpieczeństwa dla ludzi i maszyn. Bardzo wyraźnie ukazały to wyniki badań przeprowadzonych na wzorcowych próbkach rdzenia z odwiertu SP-2, spore różnice w wytrzymałości skał wystąpiły w warstwie stropowej i spągowej: warstwa stropowa (wapień): nr próbki 441,2: wytrzymałość skały na ściskanie R c [MPa]: 121,2, moduł Younga E s [GPa]: 52,1; nr próbki 441,4: wytrzymałość skały na ściskanie R c [MPa]: 76,8, moduł Younga E s [GPa]: 38,5; warstwa spągowa (piaskowiec kwarcowy): nr próbki 447,9: wytrzymałość skały na ściskanie R c [MPa]: 116,5, moduł Younga E s [GPa]: 30,1; nr próbki 448,2: wytrzymałość skały na ściskanie R c [MPa]: 69,1, moduł Younga E s [GPa]: 19,4. W warstwie złożowej skały charakteryzują się dużym zróżnicowaniem orientacji głównych kierunków spękań. Charakteryzują je głównie dwie grupy spękań, gdzie każda z grup przecina się ze sobą prawie pod kątem prostym. W okolicach Lubina oraz Polkowic zaobserwowano proces wypełnienia spoiwem wszelkich szczelin i pustek. Spoiwo to tworzą minerały, których znaczącą większość reprezentują: gips, baryt, kalcyt i siarczki miedzi, tj. chalkozyn, bornit, chalkopiryt [6]. Dolnośląskie złoża rud miedzi charakteryzują się znacznie mocniejszymi skałami stropowymi w porównaniu ze skałami złożowymi i spągowymi [6]. Są one zdolne do akumulowania energii sprężystej. Rośnie ona, gdy eksploatacja przebiega na coraz większych głębokościach. W efekcie częściej dochodzi do występowania niebezpiecznych zjawisk dynamicznych w kopalni, tj. tąpań. Skłonność skał do zamiany energii potencjalnej w energię kinetyczną rośnie nie tylko wraz z głębokością prowadzonej eksploatacji, ale również poprzez naruszanie stanu równowagi prowadzonymi robotami górniczymi czy obecnością zaburzeń tektonicznych. Brak możliwości pozyskania wszelkich informacji in situ dotyczących litologii, spękań i nieciągłości oraz niekompletna wiedza z zakresu zjawisk dynamicznych nie pozwalają w pełni wyeliminować tych zjawisk. Z aktualnym stanem rozpoznania zjawiska tąpań można jedynie ograniczyć ich liczbę poprzez stosowanie obudów i odprężanie górotworu. W niektórych przypadkach można je również przewidzieć, co pozwala na wcześniejsze wycofanie ludzi i maszyn z zagrożonego rejonu. Problem spowodowany jest złożonością procesu tąpań, anizotropią skał oraz trudności w wyjaśnianiu bezpośrednich przyczyn powstawania tych zjawisk [5]. 3. Obudowy wyrobisk stosowane w kopalniach rud miedzi W początkowym okresie eksploatowania złóż rud miedzi LGOM wyrobiska zabezpieczało się za pomocą obudowy łukowej podatnej (ŁP) i stojaków. Rozwój technologii, ewolucja systemów eksploatacji i obecność maszyn ciężkich w kopalniach wy-

4 58 magały odpowiednich kształtów wyrobiska. Wszystko to sprawiło, że zaczęto korzystać z obudów kotwowych. Ich wprowadzenie na tak szeroką skalę związane było z pojawieniem się szeregu problemów do rozwiązania; od ich kształtu, długości i wytrzymałości po schematy kotwienia [1]. Kotwienie skał wokół wyrobiska powoduje wzrost ich wytrzymałości. Aby zrozumieć to zjawisko, należy wcześniej wspomnieć o jednym ważnych fakcie. Mianowicie badania nad właściwościami mechanicznymi skał wykazały, że ich wytrzymałość na rozciąganie jest kilku-, kilkunastokrotnie mniejsza od wytrzymałości na ściskanie, a właśnie naprężenia rozciągające pojawiają się w skałach otaczających wyrobisko. Kotwy mają za zadanie w sposób sztuczny wytworzyć naprężenia ściskające w górotworze oraz przejąć na siebie naprężenia rozciągające. Sprawia to, że możliwe jest utrzymanie prawidłowej geometrii wyrobiska oraz zapewnienie bezpieczeństwa dla ludzi i maszyn [1]. Wraz z rozpoczęciem stosowania obudów kotwowych w kopalniach KGHM Polska Miedź S.A. poddawano je ciągłym badaniom. Jak już wspomniano, ważnym problemem był dobór odpowiednich kotew. Przez szereg lat zmieniano ich typy oraz sposób zabudowy. Poniżej przedstawiono niektóre typy kotew stosowanych przez KGHM Polska Miedź S.A. w dolnośląskich kopalniach: Dla skał o średnich i dużych parametrach wytrzymałościowych stosuje się kotwy rozprężne szczękowe (zwane również jako ekspansywne). Kotwy te mogą być stosowane jako samodzielna lub wzmacniająca obudowa kotwowa. Poza tym może być wykorzystywane do podwieszania wyposażenia górniczego. Elementem nośnym w tego rodzaju kotwach są stalowe żerdzie o średnicy mm i długości 1,6-2,6 m. Rzeczywista nośność kotew wynosi 170 kn. Dla skał o słabych parametrach wytrzymałościowych, szczelinowatych, w strefie zaburzeń tektonicznych lub skał zwięzłych z przeznaczeniem długiego wykorzystywania, stosuje się kotwy wklejane ładunkiem żywicznym typu RM. Elementem nośnym są stalowe żerdzie o średnicy 18 mm i długości 1,6-2,6 m; nośność rzeczywista wynosi 170 kn. Dla skał o słabych parametrach wytrzymałościowych, szczelinowatych, w strefie zaburzeń tektonicznych lub skał zwięzłych z przeznaczeniem długiego wykorzystywania, stosuje się kotwy spoiwowe na bazie ładunków cementowych. Elementem nośnym są stalowe żerdzie o długości 1,6-2,6 m. Dla skał o słabych parametrach wytrzymałościowych, o małej miąższości, w strefie zaburzeń tektonicznych, stosuje się kotwy cierne o średnicy żerdzi 39 mm i długości 1,8-2 m, nośność rzeczywista wynosi 100 kn [1, 8]. 4. Stosowanie obudów górniczych w świetle rozporządzenia ministra gospodarki Wymagania prawne dotyczące obudów górniczych zawarte są w Załączniku nr 3 do Rozporządzenia Ministra Gospodarki z dnia 28 czerwca 2002 r. w sprawie bezpieczeństwa i higieny pracy, prowadzenia ruchu oraz specjalistycznego zabezpieczenia przeciwpożarowego w podziemnych zakładach górniczych (DzU nr 139, poz. 1169). W przypadku wyrobisk wykonywanych w zakładach górniczych rud miedzi doboru obudowy dokonuje się na podstawie klasyfikacji klasy stropu oraz wymiarów wyrobiska.

5 59 O sposobie dodatkowego zabezpieczenia i jego rodzaju decyduje kierownik działu robót górniczych. Dla przykładu, ma to miejsce w przypadku konstruowania wyrobisk specjalnego przeznaczenia (komora maszyn ciężkich, komora materiałów wybuchowych itd.), lokalnych zaburzeń geologicznych, wyrobisk o dużym przekroju poprzecznym. Rodzaj obudowy kotwowej dla danego wyrobiska zależy od: rodzaju kotew, długości kotew, schematu (siatki) kotwienia, średnicy żerdzi, nośności kotew, zastosowanej obudowy dodatkowej (uzupełniającej). W przypadku doboru obudowy kotwowej należy określić klasę skał stropowych, która w rozporządzeniu podzielona jest na pięć klas: klasa I skały słabe, klasa II skały średnio mocne I, klasa III skały średnio mocne II, klasa IV skały mocne, klasa V skały bardzo mocne. Klasę stropu wyznacza się na podstawie instrukcji opracowanej przez KGHM CUPRUM sp. z o.o. CBR. 5. Metoda klasyfikacji skał stropowych w kopalniach KGHM Polska Miedź S.A. Metoda dobierania obudowy górniczej w KGHM Polska Miedź S.A. polega na określeniu klasy stropu z wykorzystaniem pięciu istotnych parametrów. Każdemu z nich przypisana jest odpowiednia waga (tabela 1). Po określeniu wartości poszczególnych parametrów klasyfikuje się je w grupach oraz odpowiednio szereguje. Otrzymane wartości sumuje się, a dzięki otrzymanej wartości kwalifikuje strop do odpowiedniej klasy. Otrzymaną wartość po zsumowaniu koryguje się o dwa wskaźniki. Pierwszy zależy od długości użytych kotew i szerokości otwarcia przestrzeni wybranej, drugi od sposobu kierowania stropem [7]. Jeżeli po skorygowaniu wartości o wymienione wyżej wskaźniki klasa stropu nie ulegnie zmianie, to dobór obudowy będzie prawidłowy. Jeżeli zaś ulegnie zmianie, to konieczne jest przekwalifikowanie klasy stropu. W tym wypadku należy zastosować dłuższe kotwy, zmniejszyć szerokość otwarcia przestrzeni wybranej lub zagęścić schemat kotwienia. Dobór klasy stropu opiera się na ocenie pięciu parametrów: uławicenia stropu, zagęszczenia szczelin zmineralizowanych w stropie wyrobisk, zuskokowania, zrzutu uskoków, wytrzymałości skał na ściskanie (R c ) i rozciąganie (R r ) [9].

6 60 Tabela 1. Ważność parametrów charakteryzujących skały stropowe przy doborze obudowy kotwowej [7] Parametr Ważność [%] Uławicenie stropu 35 Wytrzymałość na rozciąganie 30 Stopień zuskokowania 15 Zagęszczenie zmineralizowanych szczelin w stropie wyrobisk 15 Średni zrzut uskoków 5 6. Obliczenia dla danych pozyskanych z odwiertu badawczego SP-2 W dalszej części artykułu, do prowadzenia analiz, konieczne będzie przypisanie nazw poszczególnym warstwom litologicznym. W związku z tym, że opis litologiczny każdej z nich jest skomplikowany, uproszczono zapis i przedstawiono w tabeli 2. Tabela 2. Uproszczone nazewnictwo warstw skalnych Opis litologiczny Wapień, ciemnoszary, kryptokrystaliczny, masywny, z siatką spękań, lokalnie liczne żyłki i gniazda kalcytowe, widoczne szwy stylolitowe i drobne kawerny Przyjęta nazwa skały Wapień V strop Wapień, ciemnoszary, kryptokrystaliczny, wkładka masywna, silnie zwięzła, nieliczne spękania ukośne, wypełnione kalcytem, pojedyncze szwy stylolitowe Wapień, ciemnoszary, kryptokrystaliczny, masywny, z siatką spękań, lokalnie liczne żyłki i gniazda kalcytowe, widoczne szwy stylolitowe i drobne kawerny Wapień, szary, kryptokrystaliczny, wkładka masywna, silnie zwięzła, nieliczne spękania ukośne, wypełnione kalcytem, pojedyncze szwy stylolitowe Wapień, ciemnoszary, kryptokrystaliczny, z siatką spękań wypełnionych kalcytem i substancją ilastą, nieliczne kawerny Wapień IV Wapień III Wapień II Wapień I wyrobisko Interwał wyłączony z badań geomechanicznych, przyjęto parametry warstwy poniższej Piaskowiec kwarcowy III spąg Piaskowiec kwarcowy, drobnoziarnisty, jasnoszary, różowy i czerwony, masywny, silnie zwięzły, o spoiwie węglanowym Piaskowiec kwarcowy, drobnoziarnisty, z przebarwieniami różowymi i czerwono-brunatnymi, masywny, silnie zwięzły, o spoiwie węglanowo-żelazistym Piaskowiec kwarcowy II Piaskowiec kwarcowy I

7 61 Na podstawie danych z odwiertu SP-2 (tabela 3) niemożliwe było wykonanie modelu numerycznego. Oprogramowanie RocLab 1.0 umożliwiło wyznaczenie pozostałych parametrów geomechanicznych dla każdej warstwy litologicznej (tabela 4). Jako dane wejściowe do programu posłużyły: wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie σ ci, moduł Younga E i, parametr jakości górotworu GSI, stała dla nienaruszonej skały m i, współczynnik zniszczenia D. Dla interwału wyłączonego z badań (wyrobisko) przyjęto parametry warstwy leżącej poniżej. W tabelach 3. i 4. oznaczono: h miąższość warstw skalnych, E s moduł sprężystości podłużnej, v współczynnik Poissona, ρ 0 gęstość objętościowa, R c wytrzymałość na ściskanie, R r wytrzymałość na rozciąganie, W et wskaźnik skłonności do tąpań, ϕ peak kąt tarcia wewnętrznego, c peak współczynnik kohezji, ϕ dyl kąt dylatancji, ϕ resid rezydualny kąt tarcia wewnętrznego, c resid rezydualny współczynnik kohezji. Tabela 3. Średnie ważone parametrów dla warstw litologicznych Nazwa skały ρ 0 kg/dm 3 R c MPa R r MPa E s GPa ν [-] W et [-] Wapień V 2,67 74,20 5,36 35,62 0,22 3,41 Wapień IV 2,70 143,53 8,34 57,92 0,25 5,94 Wapień III 2,64 82,41 6,11 40,65 0,23 3,92 Wapień II 2,69 150,90 8,82 64,13 0,25 6,60 Wapień I 2,66 107,95 7,13 50,10 0,24 5,10 Piaskowiec kwarcowy III Piaskowiec kwarcowy II Piaskowiec kwarcowy I 2,47 80,19 5,56 22,54 0,20 2,98 2,47 80,19 5,56 22,54 0,20 2,98 2,32 61,99 3,92 17,42 0,18 2,39

8 62 Tabela 4. Parametry skał wykorzystywane do modelowania numerycznego w ośrodku sprężysto-plastycznym z osłabieniem, kryterium Coulomba-Mohra Nazwa skały h [m] E s [MPa] ν [-] ϕ peak [ ] c peak [MPa] ϕ dyl [ ] ϕ resid [ ] c resid [MPa] Wapień V 53, ,8 0,22 36,31 5,276 2,00 34,49 1,055 Wapień IV 3, ,8 0,25 39,00 13,091 2,00 37,05 2,618 strop Wapień III 3, ,9 0,23 36,31 5,860 2,00 34,49 1,172 Wapień II 5, ,7 0,25 39,00 13,764 2,00 37,05 2,753 Wapień I 7, ,1 0,24 37,69 8,612 2,00 35,81 1,722 wyrobisko Piaskowiec kwarcowy III 4, ,6 0,20 42,00 6,512 2,00 39,90 1,302 spąg Piaskowiec kwarcowy II Piaskowiec kwarcowy I 6, ,6 0,20 42,00 6,512 2,00 39,90 1,302 66, ,7 0,18 42,00 5,034 2,00 39,90 1,007 Po wyznaczeniu wszystkich potrzebnych parametrów geomechanicznych skał należało przejść do obliczenia naprężeń pionowych i poziomych powstających w górotworze wskutek zalegającego nadkładu. Aby przyjąć jak najmniej korzystne warunki i jednocześnie zapewnić jak największy zapas bezpieczeństwa, wykorzystano do obliczeń wzór Bulina. We wzorze wartość pionowej składowej σ z jest zwiększona do 20% w stosunku do wartości naprężenia grawitacyjnego σ z graw [2]. σ (,0 1, ) graw = 1 2 (1) z σ z gdzie: σ z naprężenie pionowe dla obszarów geostatycznych, [MPa], σ z graw naprężenie pionowe pochodzące od sił grawitacyjnych, [MPa]. gdzie: σ z graw naprężenie pionowe; [MPa], H głębokość wyrobiska; [m]. σ = 0, 027 H (2) z graw σ z graw = 0, ,0 = 11, 961 MPa (3) σ z = 1,2 11,961 = 14, 35 MPa (4)

9 63 Średnia wartość normalnego naprężenia poziomego σ Bx,y również rośnie wraz z głębokością H i wyrażana jest wzorem: σ = 2,50 + 0, 013 H (5) Bx, y gdzie: σ Bx,y naprężenie poziome dla obszarów geostatycznych; [MPa], H głębokość wyrobiska; [m]. σ = 2,50 + 0, ,0 8, MPa (6) Bx, y = 26 Do modelowania numerycznego przyjęto, że wartość pionowej składowej naprężenia wynosi 14,35 MPa, a poziomej składowej naprężenia wynosi 8,26 MPa. 7. Projekt obudowy Na potrzeby modelowania przyjęto obudowę kotwową wyrobiska korytarzowego dla III klasy stropu. Dla tego przypadku Załącznik nr 3 do Rozporządzenia Ministra Gospodarki z dnia 28 czerwca 2002 r. stanowi, że: w wyrobiskach o szerokości do 7 m dla III klasy stropu podstawowym schematem kotwienia jest rozstaw kotew 1,5 m 1,5 m, ociosy wyrobiska powinny być odchylone na zewnątrz o kąt co najmniej 10, w wyrobisku o wysokości powyżej 3,5 m kotwieniu podlegają ociosy; długość stosowanych kotew powinna wynosić co najmniej 1,6 m, w ociosach dolny rząd kotew powinien znajdować się w odległości około 1,8 m od spągu. Uwzględniając treści załącznika dobrano obudowę (rys. 1). Rys. 1. Projekt obudowy kotwowej dla wyrobiska korytarzowego wraz z ponumerowanymi kotwami

10 64 8. Weryfikacja przyjętej obudowy z wykorzystaniem metody elementów skończonych Do wykonania obudowy w środowisku modelowym zostały użyte kotwy wklejane typu RM-18 o podwyższonej nośności i długości 1,8 m. Dane techniczne tego typu kotwy przedstawiono w tabeli 5. Tabela 5. Dane techniczne kotwy typu RM-18 [8] Średnica żerdzi Gwint Długość gwintu Długość żerdzi Moment niszczący kołek ø3 Moment niszczący kołek ø6 SPIROL (lekki) Moment niszczący kołek ø6 SPIROL (średni) Moment niszczący kołek ø6 SPIROL (ciężki) dr = 18,2 mm M lub 80 mm od 1270 do 8070 mm Nm Nm Nm Nm Tuleja łącząca żerdź: Średnica tulei Gwint Długość tulei Nośność kotwy wymagana przez przepisy Nośność kotwy rzeczywista ø 25 mm M20 55 mm 120 kn 170 kn Do wykonania symulacji numerycznych zastosowano program Phase2, który bazuje na metodzie elementów skończonych. Program ten był już wykorzystywany do modelowania stateczności wyrobisk górniczych w warunkach kopalń LGOM [3, 4]. Zbudowano dwuwymiarowy model o rozmiarach 150 m 150 m z siatką trójkątną, mającą węzły na wierzchołkach. Jako środek układu współrzędnych (0; 0) przyjęto sam środek wykonanego wyrobiska. Dodatkowo, dla uzyskania dokładniejszych wyników, siatkę zagęszczono w obszarze 80 m 80 m. Wykonane zagęszczenie widoczne jest na rys. 2. Widać je jako ciemniejszy kwadrat w centrum modelu. Zasięg skrajnych warstw skał (wapień V i piaskowiec kwarcowy I) został wydłużony do górnej i dolnej granicy modelu ze względu na brak danych o ich miąższości czy litologii skał nadległych.

11 65 Rys. 2. Model numeryczny wykonany do analizy Rys. 3. Powiększony model numeryczny wykonany do analizy wraz z nazwami warstw skalnych

12 66 Rys. 4. Rozkład naprężeń σ 1 wokół wyrobiska Rys. 5. Rozkład naprężeń σ 3 wokół wyrobiska

13 67 Rys. 6. Deformacje skał wokół wyrobiska Aby zapewnić większy zapas bezpieczeństwa dla przeprowadzanej analizy założono, że wytrzymałość skał na rozciąganie wynosi R r = 0 MPa. Spowoduje to w środowisku modelowym zniszczenie skał wszędzie, gdzie tylko pojawi się najmniejsze naprężenie rozciągające. Możliwa będzie ocena stanu obudowy dla największej, możliwej strefy uplastycznionej widać jej zasięg na rys. 7. Rys. 7. Rozmiar strefy naprężeń rozciągających wokół wyrobiska (strefa uplastyczniona, zakładając R r = 0 MPa)

14 68 W stropie najmniej korzystne warunki występowały w kotwach nr 1 oraz 5. Wykresy sił, które na nie działają, zostały przedstawione na rys. 8. Rys. 8. Siły działające na całej długości kotew nr 1 i 5 w stropie Na kotwy ociosowe, porównując do stropowych, działają większe siły. Najbardziej niekorzystna sytuacja panuje w kotwie nr 9. Pod wpływem działających na nią sił uplastyczniła się, jednak nie straciła swojej nośności i nie uległa zerwaniu. Wszystkie wykresy dla kotew ociosowych przedstawiono na rys. 9.

15 69 Rys. 9. Siły działające na całej długości kotew nr 6-9 w ociosach

16 70 Podsumowanie i wnioski W artykule poruszono zagadnienia związane z zaburzeniami tektonicznymi występującymi w miejscu wykonania odwiertu badawczego SP-2. Są to strefy spękań i nieciągłości, które mają znaczny wpływ na właściwości mechaniczne skał. Należy je uwzględnić przy projektowaniu obudowy wyrobiska. Poza parametrami skał wpływ na dobór obudowy mają wymagania prawne zawarte w Załączniku nr 3 do Rozporządzenia Ministra Gospodarki z dnia 28 czerwca 2002 r. oraz rodzaje dostępnych kotew stosowanych obecnie w przemyśle wydobywczym. Po spełnieniu wymagań prawnych oraz zaprojektowaniu obudowy kotwowej, mającej zapewnić stateczność w strefie zaburzeń tektonicznych, należało ją zweryfikować w środowisku modelowym Phase2. Jednak konieczne było wcześniejsze pozyskanie większej ilości parametrów skał znajdujących się w sąsiedztwie wyrobiska. Posłużył do tego program RocLab 1.0. Wykonany model (przedstawiony na rys. 2-3) poddano analizie. Otrzymano z niej rozkład naprężeń σ 1 i σ 3, wielkość deformacji, rozmiar strefy uplastycznionej oraz siły działające na kotwy. Do wykonania obudowy wykorzystano kotwy RM-18, a projekt obudowy przedstawiono na rys. 1. W przypadku naprężeń głównych σ 1 (rys. 4) największe naprężenia występują w ociosach wyrobiska w odległości 1,25 m i wynoszą około 31,5 MPa. Największe naprężenia σ 3 (rys. 5) o wartości ponad 8,8 MPa zaczynają występować ponad 6 m nad wyrobiskiem oraz ponad 2 m obok niego. Największe deformacje występują w spągu (rys. 6) i wynoszą około 7 mm; maksymalne deformacje w stropie i ociosach wynoszą około 2 mm. Analiza modelowa przedstawiona na rys. 7 bardzo dokładnie ukazuje, że kotwy sięgają swym zasięgiem poza strefę plastyczną, co jest zjawiskiem pożądanym podczas jej weryfikacji. Największe siły działają na kotwy umieszczone w ociosach (rys. 9) oraz na kotwy zlokalizowane przy narożach stropu (rys. 8). Wszystkie kotwy zapewniają stateczność wyrobiska, jednak najmniej korzystna sytuacja panuje w kotwie ociosowej nr 9. Pod wpływem działających na nią sił uplastyczniła się, jednak nie straciła swojej nośności i nie uległa zerwaniu. Gdyby jednak chcieć zapobiec takiemu zjawisku, zaleca się wykorzystanie kotew o większej nośności w ociosach i/lub zagęszczenie siatki kotwienia do 1 m 1 m. Bibliografia [1] Butra J., Kicki J. i in., 2003, Ewolucja technologii eksploatacji złóż rud miedzi w polskich kopalniach, Biblioteka Szkoły Eksploatacji Podziemnej, Kraków. [2] Kidybiński A., 1982, Podstawy mechaniki kopalnianej, Wydawnictwo Śląsk, Katowice. [3] Pawelus D., 2013, Ocena stateczności wyrobisk korytarzowych w rejonie szybu R-XI z wykorzystaniem sprężysto-plastycznego modelu górotworu i kryterium Coulomba- Mohra, Czasopismo Naukowo-Techniczne Górnictwa Rud Cuprum, nr 4(69), s [4] Pawelus D., Zombroń M., 2009, Ocena stateczności wyrobisk korytarzowych T,W-269 i N-1,2,3 w O/ZG Rudna z wykorzystaniem kryterium Coulomba-Mohra, Materiały I Międzynarodowego Kongresu Górnictwa Rud Miedzi: Perspektywy i wyzwania (ISBN ), Wydawnictwo KGHM CUPRUM sp. z o.o. Centrum Badawczo- Rozwojowe, Wrocław, s [5] Walaszczyk J., Barnat A., Hachaj S., 2002, Identyfikacja prędkości i przyspieszenia w dynamicznych modelach górotworu, XXV Zimowa Szkoła Mechaniki Górotworu Zakopane, Wydawnictwo KGBiG AGH, Kraków.

17 71 [6] Praca zbiorowa, 1996, Monografia KGHM Polska Miedź S.A., Wyd. KGHM CUPRUM Sp. z o.o. Centrum Badawczo-Rozwojowe we Wrocławiu, Lubin. [7] Instrukcja wyznaczania parametrów geomechanicznych skał stropowych pod kątem określania klas stropu w kopalniach rud miedzi w LGOM przy doborze obudowy kotwowej, Wyd. KGHM CUPRUM sp. z o.o. Centrum Badawczo-Rozwojowe, Wrocław [8] maj [9] Załącznik nr 3 do Rozporządzenia Ministra Gospodarki z dnia 28 czerwca 2002 r. w sprawie bezpieczeństwa i higieny pracy, prowadzenia ruchu oraz specjalistycznego zabezpieczenia przeciwpożarowego w podziemnych zakładach górniczych (DzU nr 139, poz. 1169).

18 72